二步采場上盤圍巖穩定性分析及工程應用

劉志義 候金亮 趙國彥 任賀旭 薛振林

(1.華北理工大學礦業工程學院，063039 河北 唐山 ；2.中南大學資源與安全工程學院 410083 湖南 長沙)

二步采場上盤圍巖穩定性分析及工程應用

劉志義1候金亮1趙國彥2任賀旭1薛振林1

(1.華北理工大學礦業工程學院，063039 河北 唐山 ；2.中南大學資源與安全工程學院 410083 湖南 長沙)

三山島金礦二步采場上盤圍巖揭露后出現剝離和掉碴現象，造成礦石的貧化并嚴重影響采場的安全。采用當量暴露面積法和三維有限元法對不同參數的二步采場上盤圍巖的穩定性進行分析，通過計算和分析不同參數的采場上盤圍巖的當量暴露面積和揭露后的位移量、應力變化，結合極限允許暴露面積判據、強度理論判據和容許極限位移量判據得出不同參數的采場上盤圍巖穩定情況，并通過工業試驗提出采場的合理參數和上盤圍巖的控制措施。試驗表明，采場寬為10 m，高為10 m時，采場上盤圍巖揭露后初期穩定性較好， 3 d后局部發生剝離和掉碴現象，不穩定區域主要集中在中部偏上和靠近采場頂板位置，且采用錨索和金屬網聯合支護方式控制采場上盤圍巖效果較好，有效保證了采場的安全并控制了礦石的貧化率。

二步采場 上盤圍巖 當量暴露面積 有限元計算 工程應用

采場的穩定性對礦山安全經濟有效地開采有著重要的影響，有效保證采場的穩定對礦山的生產有著重要的經濟價值。我國很多礦山為滿足生產需要，大多采用分礦房礦柱方式開采，即先采礦房后采礦柱。然而，在開采礦柱時，其兩側為強度較弱的充填體，而礦柱本身受采場應力集中和爆破震動影響強度也變弱，因此造成礦柱開采時采場的穩定性較差。國內學者開展了相關研究。例如，姚銀佩[1]針對新城金礦二步采場的穩定性，采用力學理論和有限元理論，對充填體的自立能力及采場不同參數對頂板穩定性的影響進行了研究，并結合現場監測進行了驗證；李啟月[2]應用有限元理論，對高應力大階段二步采場分段開挖過程中采場的穩定性進行分析，為礦山采礦方法和支護參數的選擇提供了重要的技術參考；張曉樸[3]采用區域微震監測與局部點監測相結合的方式，對二步采場不同跨度下的采場頂板應力應變進行監測分析，為采場的穩定性作出了準確的評價。然而，對于傾斜礦體采場的穩定性，除了頂板還應考慮上盤圍巖的穩定性，因為上盤圍巖是否穩定直接影響礦體的回收率和貧化率，而針對傾斜礦體采場上盤圍巖的穩定性及支護方式的研究相對較少。

本研究結合三山島金礦采場上盤穩定性較差易垮落問題,采用當量暴露面積法和數值模擬法,對上盤圍巖不同暴露面積下的穩定性進行分析，并通過現場工業試驗提出采場的合理參數和上盤圍巖的控制措施，為礦山安全高效生產提供支撐。

1 工程概況

三山島金礦是我國大型地下開采礦山，礦體主要賦存在黃鐵絹英巖化碎裂巖和黃鐵絹英巖化花崗質碎裂巖等蝕變巖內，裂隙不發育，巖石一般較完整[4]。斷裂帶內主斷層為F1，位于斷裂帶中偏上部，由斷層泥、糜棱巖及構造角礫巖組成，該斷層是成礦期的主要控礦構造，沿主斷面穩定分布的斷層泥對深部上升的成礦熱液起到阻隔富集作用。因而，金礦的主礦體產于斷層主裂面以下[5-6]。斷層成礦后有較弱的活動，顯張性，使局部礦體被破碎。主斷面延展穩定，兩側發育有1～10 m厚的碎裂巖帶。主斷裂F1下盤為礦體，F1斷層面上斷層泥一般厚5～10 cm，靠近F1斷層的巖石破碎，節理、裂隙發育，工程揭露后易坍塌。

礦體總體走向62°，傾向南東，傾角平均40°左右。礦體直接上盤圍巖為絹英化碎裂巖、絹英巖化花崗質碎裂巖，礦體下盤為黃鐵絹英巖化黃崗質碎裂巖或黃鐵絹英巖化碎裂巖[7]。礦山設計采用盤區法分層充填采礦法進行開采，采場上盤圍巖由于接近F1斷層，頂板圍巖的穩定性受F1斷層影響顯著，開采時采場內易發生較大規模的剝離和掉碴現象。為滿足礦山生產需要，礦山改用中深孔落礦法回采二步礦房，但回采時，由于應力集中、礦巖受爆破振動影響完整性遭受破壞、礦體強度下降及兩側充填體強度低等原因，使采場穩定性大幅下降，尤其是上盤圍巖穩定性較差，礦塊作業安全性和回采強度大幅下降，且增加了礦石貧化率，難以適應公司對礦山增產擴能的需要。

2 當量暴露面積法分析上盤圍巖穩定性

大量研究表明，當采場形狀不同而暴露面積相同時，頂板的應力狀態是不同的，相應的穩定程度也就不同。而大部分采場的形狀主要分為長方形采場和正方形采場，張志文[8]認為當正方形采場頂板應力的最大值和長方形采場頂板應力的最大值相等時，即兩者穩定性狀態相同時，同一巖體中，長方形采場的暴露面積相對于正方形采場暴露面積的折合值就稱為當量暴露面積。當量暴露面積相等表明采場頂板最大應力相等，因此，當量暴露面積主要反映了采場頂板應力最大值的大小，而與采場具體形狀無關，即其只與采場的長邊值和短邊值有關。

國外學者比爾(Beer)和米克(Meek)研究表明，正方形采場的頂板基本沿對角線方向發生破壞，其破壞跡線如圖1所示。而長方形采場頂板中間有1條裂縫，兩端有2個三角形的破壞區，其破壞跡線如圖2所示。

圖1 正方形采場頂板破壞跡線Fig.1 Damage traces of square stope roof

圖2 長方形采場頂板破壞跡線Fig.2 Damage traces of rectangular stope roof

根據推導計算可知，矩形采場的當量暴露面積的計算公式為

(1)

式中,Se為當量暴露面積，m2；a為采場的長邊值；b為采場短邊值；k為長短比參數，k=a/b。

由式(1)可知，采場當量暴露面積只受采場的長邊和短邊影響，而其本身又與采場頂板應力的最大值有緊密關系，因此，該參數能比較客觀地評價采場頂板的穩定性。當采場頂板的當量暴露面積超過了礦巖的極限暴露面積時，則采場有冒頂的危險，反之則安全[9]。

由于礦山采用中深孔爆破回采二步采場礦體，考慮采場的安全和生產效率，合理的開采高度為10～15m，因此，根據式(1)計算得到不同寬度和不同高度的采場上盤的當量暴露面積變化曲線，如圖3所示。

由圖3可知上盤圍巖當量暴露面積隨采場高度的變化呈線性增長，其受采場高度的影響要比受采場寬度的影響大，即當量暴露面積隨采場高度增加的變化率比隨采場寬度增加的變化率要大，因此在安全的前提下，采場開采過程中可適當降低采場高度、加大采場寬度，這樣既能保證采場的生產能力，也能保證采場的安全及降低礦石貧化率。

(a)不同采場寬度■—采場高10 m;▲—采場高12.5 m;◆—采場高15 m

(b)不同采場高度■—采場高8 m;▲—采場高10 m;◆—采場高12 m圖3 不同采場參數上盤圍巖當量暴露面積變化曲線Fig.3 Variation curve of equivalent exposed area of hanging wall rock with different structure parameters

3 上盤圍巖穩定性的有限元理論分析

3.1 計算模型的建立

根據三山島金礦西山礦區礦體的開采情況，礦體分兩步驟回采，先采礦房后采礦柱，礦房采用上向水平分層充填法開采，采用灰砂比1∶8進行充填，礦柱采用中深孔落礦進行開采。因此，計算模型可分為5個部分，分別是上、下盤圍巖，礦體和采場頂、底板，如圖4所示。模型中，x方向為礦體走向，y方向為礦體水平厚度方向即采場開挖方向，z方向為礦體豎直方向。

圖4 計算模型Fig.4 Numerical simulation model

3.2 有限元數值模擬計算方案

根據礦區上盤圍巖力學數測試可知，靠近F1斷層的上盤礦巖硬度系數f=4～6，屬中等穩固[10]。根據礦巖的穩固性可知，中等穩固礦巖不支護的允許暴露面積為50～200 m2。結合基于當量暴露面積法的上盤圍巖穩定性分析結果可知，采場的寬為8～12 m，高為10～12 m。因此，本模型根據礦柱的不同開采寬度和高度對采場上盤圍巖的應力、位移進行計算，分析不同采場參數下上盤圍巖的穩定性，計算方案如表1所示。

表1 計算方案

Table 1 Calculation scheme m

3.3 模型計算力學參數

通過對三山島金礦西山礦區的巖體工程地質調查、礦體取樣測試及充填體強度實驗，有限元計算中的材料力學參數如表2所示。

表2 巖體和充填體力學參數Table 2 Mechanical parameter of rock mass and backfill body

3.4 計算結果分析

3.4.1 上盤圍巖位移沉降分析

在采場上盤圍巖的橫向(A-A)和縱向(B-B)的中部分別布置監測點，每隔2 m布置1個監測點，對采場寬度和高度變化后的上盤圍巖沉降進行監測，測點布置如圖5所示。

圖5 上盤圍巖監測點布置Fig.5 Location of monitoring points on hanging wall rock

通過計算分析，上盤圍巖沿A-A方向、B-B方向的位移沉降變化關系如圖6、圖7所示。

圖6 上盤圍巖沿A-A方向位移沉降變化曲線Fig.6 Variation curve of displacement alongA-A direction from hanging wall rock■—寬8 m;▲—寬10 m;◆—寬12 m

圖7 上盤圍巖沿B-B方向位移沉降變化曲線Fig.7 Variation curve of displacement alongB-B direction from hanging wall rock■—寬8 m;▲—寬10 m;◆—寬12 m

由圖6可知：上盤圍巖沿A-A方向的位移沉降隨采場寬度的增加而呈不均勻增加，增幅越來越大，且當寬度為12 m時，位移沉降增加量較大，最大達14 mm；上盤圍巖在A-A方向上的中部沉降量最大，且隨著采場寬度的增加，數值逐漸增大，同時不均勻沉降也越來越明顯；采場高度增加后，上盤圍巖的整體位移量變大。

由圖7可知：上盤圍巖沿B-B方向的位移沉降隨采場寬度的增加呈均勻增加，增幅變化不大，且越靠近采場頂板位置位移量越大；自上盤圍巖中部向頂板方向靠近，位移量的增長率很大，圍巖沉降量近似呈線性增長。

上盤圍巖位移變化云圖如圖8所示。由圖中可以看出，上盤圍巖最大位移量的區域集中在上盤圍巖中部以上靠近采場頂板的位置，且當采場高度增加時，最大位移量的分布區域會增加，上盤的不穩定區域就會變大，有產生大面積冒落的可能，這將嚴重影響采場的安全性，因此，在開采過程中要加強該區域的支護。

圖8 上盤圍巖位移變化云圖Fig.8 Displacement nephogram of hanging wall rock

3.4.2 上盤圍巖應力分析

不同寬度和高度采場的上盤圍巖應力變化計算結果如圖9所示。

圖9 上盤圍巖拉應力變化特征Fig.9 Ensile stress variation of hanging wall rocks■—采場寬度10 m;◆—采場高度10 m

由圖9可知：采場高度為12 m時，上盤圍巖的拉應力比采場高度為10 m時的大；采場高度為12 m時，上盤圍巖的拉應力變化率比采場高度為10 m時的大，且變化較大；采場高度為10 m時拉應力變化率較小且平穩；當采場高度為12 m時，不同寬度采場上盤圍巖的拉應力均大于上盤巖石的抗拉強度，即上盤巖石發生了破壞。

由應力云圖可知：上盤圍巖應力區域隨著寬度的增加不斷擴大，拉應力區主要分布在上盤圍巖中部偏上；當采場高度為12 m時，拉應力分布區域明顯擴大，且與頂板相交處基本交匯；當采場高度為10 m時，拉應力區分布相對較小，且主要分布在上盤圍巖中部偏上。如圖10所示。因此，在生產中應在該位置加強支護。

圖10 上盤圍巖應力云圖Fig.10 Stress nephogram of hanging wall rocks

綜合上述當量暴露面積法和有限元法對上盤圍巖的穩定性分析，建議二步采場的寬度為10 m，高度為10 m，同時，在開采過程要加強上盤圍巖暴露面中部以上區域的支護。

4 工業試驗

將上述建議的采場參數應用到三山島金礦553#盤區4號采場，采場采用中深孔落礦進行開采。上盤圍巖揭露后初期穩定性較好，3 d之后上盤圍巖中部偏上位置出現剝離和掉碴現象，尤其是在爆破震動的影響下掉碴現象非常嚴重，嚴重影響采場的安全和礦石的貧化率，如圖11所示。因此，為確保開采安全，礦山采用錨索和金屬網聯合支護方式對上盤圍巖進行支護，尤其對上盤圍巖中部偏上位置加強支護，如圖12所示。

圖11 回采采場上盤圍巖Fig.11 Hanging wall rock of mining stope

圖12 回采采場上盤圍巖支護Fig.12 Support of hanging wall rock of mining stope

工業試驗證明，寬10 m、高10 m的二步采場上盤圍巖揭露后初期穩定性較好，后期采用錨索和金屬網聯合支護能有效控制圍巖的位移變形，保證了采場的安全，降低了礦石的貧化率。

5 結 論

(1)該礦區采場上盤圍巖的穩定性受采場高度的影響較為明顯，當采場高度由10 m增加到12 m時，采場上盤圍巖的當量暴露面積、應力的增加量比采場高度由8 m增加到10 m的大很多，且上盤圍巖產生的拉應力超出了圍巖自身的抗拉強度，最大位移量的范圍產生了很大的擴展。

(2)采場上盤圍巖的不穩定區主要集中在中部偏上和靠近采場頂部位置，開采過程中要加強支護。

(3)通過現場工業試驗可知，上盤圍巖揭露后初期穩定性較好，后期出現剝離和掉碴現象，甚至產生局部冒頂現象；經采用錨索和金屬網聯合支護，能有效控制上盤圍巖變形，降低了采場礦石的貧化率，保證了采場開采安全。

(4)綜上所述，建議礦山二步采場的寬為10 m，高為10 m，且采用錨索和金屬網對上盤圍巖進行支護，尤其要加強上盤圍巖中部偏上和靠近采場頂部位置的支護，這樣能有效控制上盤圍巖變形，保證采場的安全和降低礦石的貧化率。

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(責任編輯 徐志宏)

Engineering Application and Stability Analysis of the Hanging Wall Rock of the Second-step Stope

Liu Zhiyi1Hou Jinliang1Zhao Guoyan2Ren Hexu1Xue Zhenlin1

(1.SchoolofMiningEngineering，NorthChinaUniversityofScienceandTechnology2.SchoolofResourcesandSafetyEngineering，CentralSouthUniversity)

Ore dilution and stope safety were seriously affected by the phenomenon of stripping and rockfall occurred in the hanging wall rock of second-step stope in Sanshandao Gold Mine.Equivalent exposed area method and 3D-FEM were combined to analyze the stability of the hanging wall rock of second-step stope with different structure parameters.Equivalent exposed area，displacement and stress variation were calculated when the hanging wall rock was exposed with different parameters of the stope，stable situation was reflected based on the Maximum Permissible Exposure Area Criterion，Strength Theory Criterion and Maximum Permissible Displacement Criterion.The reasonable parameters of the stope and control measures of the hanging wall rock were suggested to apply according to the industrial test with the theoretical results.The test showed that the phenomenon of stripping and rockfall was occurred when the hanging wall rock was exposed after three days，though which was stable during the early days.The unstable areas were distributed at the mid-height of the hanging wall rock，and the location near stope roof.The combination support pattern of cable and wire mesh was adopted to control the deformation of the hanging wall rock，the supporting effect was good and stope safety and ore dilution were effectively guaranteed according to the industrial test.

Second-step stope，Hanging wall rock，Equivalent exposed area，FEM simulation，Engineering application

2015-08-03

華北理工大學青年基金項目(編號：Z201407)。

劉志義(1987—),男,助教,碩士。

TD803

A

1001-1250(2015)-11-143-06